大采高综放面区段煤柱合理留设研究

侧向支承压力分布、资源回收率以及煤柱和巷道的稳定性是大采高综放面区段煤柱宽度留设要兼顾的因素,为了确定大采高综放面区段煤柱宽度,以某矿8103面为工程背景,首先,采用理论计算和现场应力监测等方法确定大采高综放工作面倾向支承压力分布规律,得出应力降低区宽度约为8 m,原岩应力区为巷帮侧28 m外。其次,采用工程类比方法确定大采高综放工作面巷帮外侧煤体严重破裂区宽度约为4 m。最后,采用FLAC3D数值软件分析了下区段工作面回采时窄煤柱（6、8 m）和宽煤柱（28、30 m）的应力场、位移场及塑性区特征,获得不同煤柱宽度时巷道和煤柱力学特征。研究表明：当煤柱宽度6 m和8 m时,在采动支承压力下煤柱几乎无承载能力,且巷道变形量较大;当煤柱宽度28 m和30 m时,在采动支承压力下煤柱中央仍有一定的弹性核,煤柱保持稳定且巷道变形量较小。综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定大采高综放工作面区段煤柱宽度为28 m。     

基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性影响研究及工程应用

倾斜煤层沿空半煤岩巷由于围岩结构的非对称性和非均质性,受采掘扰动影响,巷道围岩呈现更严重的变形破坏。为揭示不同基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性的影响规律,采用数值模拟方法针对该类巷道4种基本顶断裂形式下巷道围岩变形特征进行了研究。结果表明:基本顶断裂线位置对该类巷道围岩稳定性的影响程度由小到大依次为:采空区侧、煤柱上方、实体煤侧、巷道上方;基本顶断裂线位于采空区侧时,煤柱轴向、横向应力增速均小于其他情况,垂直位移也最小,煤柱变形在允许范围内,可保持后期对顶板的支承能力,对巷道维护最有利。在此基础上,以贵州某矿1511工作面回风巷为工程背景进行了工业试验,通过理论计算和现场钻孔探测综合分析得出,为避免基本顶断裂线位于煤柱上方靠巷道侧,下一步掘进时煤柱宽度应由3 m改为5 m。掘采期间断面检测结果显示,断面最大收缩率为23.3％,最大非对称变形率为5.2％,巷道整体均匀协调变形,进一步验证了研究成果的可靠性。      

大断面综放沿空巷道煤柱合理宽度与围岩控制

确定合理的区段煤柱宽度及巷道支护型式和参数,对于提高资源回采率和巷道安全性及实现综放开采高产高效意义重大。以王家岭煤矿20103区段运输平巷为工程背景,采用FLAC3D数值分析了不同煤柱宽度下围岩主应力差、变形及破坏演化规律,认为合理煤柱宽度为6～10 m,并结合实际地质和生产条件确定试验巷道煤柱宽度为8 m。采用理论分析和现场钻孔窥视方法综合确定基本顶断裂线位于距采空区约7 m处,认为由于综放沿空巷道围岩性质结构和应力分布沿巷道中心线呈明显非对称性,将引发煤柱侧顶板严重下沉和肩角部位煤岩体错位、嵌入、台阶下沉等非对称破坏特征,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位。在此研究基础上,针对性地提出了以高强锚梁网、不对称锚梁、锚索桁架为主体的综合控制技术,详细阐明了具体支护措施的控制机制,并进行现场应用。工程实践表明,8 m煤柱宽度合理,该支护技术能够保证窄煤柱沿空巷道围岩稳定,并已在王家岭煤矿大面积推广应用,对类似工程条件的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

Stability of goaf-side entry driving in 800-m-deep island longwall coal face in underground coal mine

Goaf-side entry driving in underground coal mines could greatly improve coal recovery rates. However, it becomes more difficult to maintain stability, especially in deep coal mines. Pillar width plays a pivotal role in the stability of goaf-side entry driving. To obtain a reasonable and appropriate narrow pillar width, theoretical calculations of the widths of mining-damaged zone and limit equilibrium zone in the pillar are derived according to limit equilibrium theory. Based on the stability issues of goaf-side entry driving in the first island longwall coal face (LCF) at a depth of 800 m below the surface in Guqiao Coal Mine in China, a numerical model is established by FLAC software to analyze the stability of the surrounding rock of goaf-side entry driving during excavation, using various coal pillar widths and support schemes. The results obtained from theoretical calculations, numerical simulation, and engineering practice indicate that an 8-m-wide coal pillar is relatively reasonable, appropriate, and feasible. Field measurements show that deformations of the surrounding rock could be efficiently controlled 31 days after the support schemes were implemented in goaf-side entry driving with an 8-m-wide narrow pillar along the adjacent goaf side with a compaction duration of 10 months. The mining influence range of the overlying LCF on the stability of goaf-side entry driving is found to be the area from 50 m ahead of the LCF to 70 m behind the LCF as it passes over the measurement point.     

Research and application of roadway backfill coal mining technology in western coal mining area

In China’s western coal mining area, the traditional room mining technology is facing coal pillar instability, mine earthquake, large-area roof subsidence in the goaf, surface subsidence, water and soil loss, vegetation deterioration, and other environmental problems. To solve the aforementioned problems and to improve coal recovery, the roadway backfill coal mining (RBCM) method was proposed as a solution and its technical principle and key equipment were presented in this paper. In addition, the microstructure and mechanical behavior (strain-stress relation in confined compressive test) of aeolian sand and loess backfill materials were studied for a rational backfill design for underground mines. Further, coal pillar stress, plastic zone change, and surface deformation of the RBCM schemes were studied using the FLAC^3D numerical simulation software, and a reasonable mining scheme of “mining 7 m and leaving 3 m” was determined. The engineering application in Changxing Coal Mine shows that the RBCM method with loess and aeolian sand as backfill materials allows a stable recovery of coal pillars with a recovery ratio of more than 70 %. The maximum accumulated surface subsidence and the maximum horizontal deformation were measured to be 15 mm and 0.8 mm/m respectively, indicating that the targeted backfilling effect can help protect the environment and also control surface subsidence.     

沿空掘巷合理煤柱宽度综合分析与确定

在总结分析经验法、理论计算法、数值模拟法、现场实测等确定煤柱宽度方法优缺点的基础上,提出了采用现场实测和数值模拟相结合的方法来确定保留煤柱宽度。根据石炭井二矿生产实际,分别对巷道开挖前后,不同煤柱宽度下围岩应力、变形进行了模拟,同时利用21053工作面异型煤柱的有利条件,对不同煤柱宽度下巷道围岩变形、支护结构受力等进行了实测。经过对监测数据的分析,得出了巷道围岩变形、支护结构受力与煤柱宽度之间的关系,结合数值模拟结果,确定了石炭井二矿煤柱宽度。     

软煤层综放工作面沿空掘巷支护设计

根据“内外应力场”理论，建立了济三煤矿1301综放工作面沿空掘巷的结构力学模型，在此基础上确定了沿空掘巷的煤柱尺寸，预计了巷道围岩变形量，进而确定了巷道断面形式与参数。最后设计了巷道的支护型式及支护参数。     

深井孤岛工作面巷道围岩采动应力分区演化特征

针对深井孤岛工作面煤巷大变形问题,采用现场实测手段研究了回采过程中巷道和采空区应力动态演化规律以及巷道围岩变形破坏演化特征。研究结果表明：深井孤岛工作面巷道围岩应力演化与变形破坏具有显著的阶段性特征,工作面前方大于250 m范围,巷道围岩未受采动影响,围岩应力变化较小且变形主要集中在底板与煤柱肩窝;工作面前方100～250 m支护结构受力增大,巷道浅部围岩破碎,顶底板移近及煤柱内挤变形突出,巷道出现明显的非对称变形破坏;工作面前方100 m为强烈采动影响阶段,尤其是在工作面前方20～22 m围岩垂直应力与空间主应力变化比较剧烈,顶底板移近与两帮内挤变形更加突出,巷道围岩表现出明显的大变形破坏特征。根据采空区应力分区特征分析了顶板覆岩结构的动态演化过程。结合应力与变形破坏演化特征,提出了巷道支护对策,以期为深井巷道围岩控制提供一定指导。     

辛安煤矿1402工作面临空窄煤柱采掘响应及动态加固

随着我国煤炭资源去产能整合煤矿的增多,复采工作面临空窄煤柱采动失稳问题日益凸显,已严重制约矿井安全高效生产。为此,针对辛安煤矿复采1402工作面辅运巷道5号钻场临空窄煤柱稳定性控制的工程难题,运用数值模拟与理论分析相结合的方法,探究5号钻场临空窄煤柱稳定性采掘扰动响应特征,提出5号钻场临空窄煤柱动态注浆加固技术方案并开展现场应用和效果检验。研究结果表明:1402工作面辅运巷道掘进对5号钻场临空窄煤柱稳定性影响较小;在1402工作面回采期间,距5号钻场18~6 m范围,临空窄煤柱集中垂直应力由非对称马鞍形分布逐渐过渡为拱形分布;距5号钻场6 m时,临空窄煤柱承载叠加垂直应力超过煤体强度,塑性区完全贯通,极易破坏失稳;现场采用MP364型注浆材料及专用注浆设备对5号钻场临空窄煤柱前后5 m区域进行加固,动态注浆始终超前工作面10 m,通过深孔窥视和气体监测手段验证临空窄煤柱良好的封堵固化效果,保障了工作面安全回采,为我国整合矿井类似条件下煤柱稳定性控制提供借鉴和参考。移动阅读      

Empirical Approaches for Design of Web Pillars in Highwall Mining: Review and Analysis

Pillar design is of paramount importance to any underground mine design. Oversized pillars may lead to loss of coal while undersized pillars may lead to instability. While underground pillars are mostly square and rectangular, highwall mining pillars are long and narrow, as they are formed after driving parallel entries in the seam from the highwall. These pillars are termed as web pillars. The overall stability of highwall depends upon these pillars as no other supports are provided in the entries. Web pillar differs from usual coal pillars in respect of w/h ratio being <3.0, with an exceptionally longer length compared to its width, to the tune of 50–500 m. Several empirical coal pillar strength equations developed for rectangular pillars are still being used with some modifications to adapt to web pillars. Review and analysis of these empirical approaches for determining web pillar strength along with a numerical approach for web pillar design are discussed in this paper. Their application to some Indian case studies is also discussed.     

煤柱下底板偏应力区域特征及案例

选取某煤矿近距离煤层为工程背景,采用FLAC3D模拟了8#煤层残余煤柱底板偏应力场分布特征。结果表明：（1）底板的偏应力呈扩散状向底板传递,距离煤柱越远扩散范围越广,煤柱边缘偏应力呈45°向底板传播;（2）煤柱较窄时,中线和边缘处偏应力影响深度浅,随煤柱宽度增加,底板偏应力变化和影响深度较大,当煤柱宽度足够大时,影响深度又变浅,中部趋于原岩应力;（3）同一水平面上,偏应力呈马鞍状分布,随煤柱宽度增加,煤柱中线处和边缘处偏应力经历了先增大后减小的过程,煤柱边缘处偏应力峰值位置变化不大;（4）同一煤柱宽度,煤柱边缘偏应力峰值向深部递减且趋势减慢,同时,峰值远离煤柱且趋势加快。在自由边界受均布载荷、底板垂直应力、水平应力、切应力解析解的基础上,推导了底板偏应力解析公式,解析与模拟结果基本吻合。具体到该工程的地质条件,9205轨道巷距离煤柱边缘20 m、9205回风巷在煤柱边缘、9205运输巷在煤柱中线处,9205轨道巷维护效果最好,证明了内错式巷道且距离煤柱足够远时,偏应力较小,宏观应力环境更适合巷道围岩自稳。     

特厚煤层小煤柱沿空掘巷数值分析及应用

沿空掘巷开采技术成功的关键主要取决于采场覆岩稳定的时间和沿空掘巷的位置。采场采动岩体运动导致围岩应力重新分布,动态采场应力作用于围岩并使其状态发生灾变是发生矿山灾害的根本原因。特厚煤层分层综采巷道布置（包括内错、外错和垂直）,合理确定煤柱尺寸、巷道支护方式和参数选择能够最大可能发挥围岩的自承能力,是提高巷道稳定的重要保证。在稳定的内应力场范围内布置小煤柱护巷,能够明显提高巷道围岩稳定状态,减少巷道维护费用。通过理论分析、数值模拟和现场实测等方法,对特厚煤层下分层沿空掘巷小煤柱不同巷道布置设计,通过煤柱的应力、应变和位移进行对比分析,确定特厚煤层下分层沿空掘巷合理的巷道位置和煤柱尺寸及上覆岩层防控技术,并得到工程验证是正确可靠的,从而为特厚煤层小煤柱开采技术提供了重要的科学依据。     

沿空掘巷应力动态变化规律研究

针对沿空掘巷应力动态变化问题,以张双楼煤矿沿空掘巷为例,采用钻屑法得出走向方向煤层应力动态变化特征,并对变化特征进行分析。根据实测和分析得出,受到岩性、地质构造和顶板呈现的“O-X”破断影响,采空侧煤体应力峰值呈现周期性出现,周期距离等于周期来压步距;受到采空侧围岩应力状态、巷道掘进引起的应力重新分布和覆岩运动的共同作用,沿空巷道实体煤中应力变化不一,或降低或增高或转移。沿空掘巷的应力变化特征对于防冲卸压计划安排和冲击矿压防治工作具有重要指导意义。     

深部厚顶煤巷道围岩变形破坏机制模型试验研究

为研究深部厚顶煤巷道围岩变形破坏特性及其机制,以赵楼煤矿千米深井厚顶煤巷道为工程背景,开展了大比尺地质力学模型试验,对让压型锚索箱梁支护系统作用下的巷道围岩位移、应力演化规律进行的研究表明：巷道顶底板围岩竖向应力释放较两帮剧烈,水平应力释放反之,巷道顶板中部围岩是顶板竖向应力释放的主要部位。通过与现场试验结果对比验证,总结出深部厚顶煤巷道围岩变形破坏的3个主要特征：顶板变形破坏较两帮和底板严重、顶板围岩变形破坏主要发生在煤岩交界面以下的煤体中、巷中是顶板变形破坏的关键部位,并进一步分析了相应机制：顶板煤岩松软破碎、自承能力差、顶板及其巷中竖向应力释放相对更为剧烈、矩形巷道顶板受力状态差等因素,导致顶煤所受径向应力低,碎胀变形剧烈,且弯曲变形、离层严重,顶板受力结构恶化,最终导致顶板控制困难。     

基于非连续变形分析方法的深部沿空掘巷围岩变形破坏及控制机制对比研究

利用非连续变形分析方法（DDARF）对单节理锚固试件在单轴压缩条件下的变形破坏及裂隙扩展过程进行分析,并以深部厚顶煤综放沿空掘巷--赵楼煤矿11302工作面轨道巷为工程背景,应用DDARF对沿空巷道围岩的变形破坏及控制机制进行研究,同时利用地质力学模型试验及现场试验进行对比验证。重点分析了沿空巷道围岩裂隙演化规律,并定义裂隙率 及裂隙减少率 两个指标对DDARF计算中的沿空巷道裂隙演化规律进行定量分析。研究结果表明：采用DDARF方法对单节理试件在无锚和加锚条件下的单轴压缩试验计算与室内试验结果相吻合;对沿空掘巷过程中巷道围岩变形情况进行DDARF计算,结果显示,围岩变形呈现沿空帮>顶板>实体帮>底板的变化趋势,与模型及现场试验监测数据相符;根据 及 两个指标对计算得到的无锚和加锚沿空巷道围岩裂隙发育情况进行定量分析,结果显示,沿空巷道围岩破坏趋势为 ,与变形趋势相一致;虽然锚固效果明显,但由于Ⅰ区、Ⅱ区本身围岩破碎严重,支护后裂隙率最大的 仍然是裂隙率最小的 的2.13倍,为了维护围岩稳定性,除了进行锚杆（索）非对称支护外,还应对Ⅰ区、Ⅱ区关键部位增加支护措施。DDARF方法关于沿空巷道围岩变形破坏的计算结果与实际工程相近,可有效开展裂隙演化与变形破坏机制研究,分析此类巷道的控制对策。     

Research on Reasonable Width of Coal Pillars of Non-equal Width Isolated Working Face Heading Goaf in Deep Mine

Geotechnical and Geological Engineering - Setting reasonable coal pillar is a key to ensure safe mining of island coal face heading goaf in deep mine. With the background of typical deeply buried...     

含软弱夹层厚煤层巷帮外错滑移机制与支护研究

含泥岩软夹层大采高工作面回采巷道外错式变形破坏是巷道支护的新课题。通过对三道沟煤矿含软夹矸层5-2厚煤层回采巷道变形实测和围岩钻孔窥视,发现了巷道顶板存在垂直裂隙,巷道两帮破坏区集中于夹矸层附近,且具有副帮大于正帮的特征,巷道变形主要来自于相邻采空区的影响。通过数值计算和物理模拟,揭示了相邻工作面侧方支承压力导致顶板产生垂直向裂隙,引起顶板与巷道夹矸层以上煤体沿软夹层向相邻采空区外错滑移的机制。建立了含软夹矸层巷道自稳平衡拱支护模型,提出了加强巷道上帮支护,控制外错滑移破坏的控制原则,给出了顶板锚索与煤帮长锚杆加强支护方案,工程实践取得了成功。     

南水北调中线工程郭村矿采空区段稳定性研究

南水北调中线工程禹州市郭村煤矿采空区地表形成了长1 700 m、宽400 m的移动盆地,采空区上覆岩体为典型的“三带型”（冒落带、断裂带和弯曲带）。通过布设高精度监测网,研究了施工前后采空区地表变形特征,监测结果表明,施工前,采空区地表移动已基本结束,处于稳定状态;施工期间,注浆造成应力重新分布,注浆区域内地表变形有明显振荡,而对注浆区域外的地表影响不大;施工结束后,地表变形均趋于稳定。采用FLAC3D有限差分软件,分别计算了渠道运行期间无渗漏、一般渗漏和严重渗漏3种工况下渠道和采空区变形和应力分布规律。计算结果表明,随着渗漏的严重,竖向位移和影响深度增大,但是增幅减小,最大值可达5.5 cm;影响宽度区域沿着渠道对称分布,均匀增大;水平位移逐步增大,且增幅增大,但最大值为7 mm,影响较小;采空区灌浆加固使应力重新分布,仅在采空区两端产生应力集中,渗漏工况下渠道过水荷载所产生的附加应力与自重应力相比很小,对采空区稳定性影响不显著。     

复用回采巷道护巷煤柱合理宽度研究

为解决高瓦斯工作面双U型巷道布置中煤柱损失大、相邻工作面复用回采巷道维护困难的难题,综合采用理论分析、数值计算和现场试验的方法,研究得到煤柱宽度对相邻两工作面之间煤柱内复用巷道围岩应力分布和变形特征的影响规律：随着巷道一侧煤柱宽度的增加,巷道围岩垂直应力峰值向一侧移动,并逐渐远离巷道;当巷道一侧煤柱较小时,巷道以窄煤柱帮变形和顶板下沉为主,随着煤柱宽度增加,底鼓增大并成为巷道主要变形。以煤柱内应力峰值比值为指标,分析煤柱宽度与巷道稳定性的关系,并将不同宽度煤柱进行了稳定性分区。研究成果成功应用于工程实践,为类似条件下巷道布置提供依据。     

基于巨厚岩层-煤柱协同变形的煤柱稳定性

采前煤柱稳定性研究是工作面冲击危险性评估和开采方案设计的关键。以山东某矿深井巨厚砾岩条件工作面开采遗留煤柱为背景,采用案例调研、理论分析、数值模拟和工程实践等方法,对巨厚岩层-煤柱协同变形机制及其煤柱稳定性进行了研究,建立了巨厚岩层-煤柱协同变形的简化力学模型,探讨了引起煤柱变形的主要应力来源和变形形式,推导了在协同变形条件下煤柱的应力-应变关系。以此为基础,综合煤柱煤体应力、围岩稳定性和变形特征等条件,提出了煤柱整体失稳的力学判据。研究结果表明：巨厚岩层-煤柱失稳诱发冲击与煤柱的位置、尺寸和上覆岩层运动或变形关系密切,上覆岩层运动或变形是诱发煤柱失稳的动力因素;巨厚岩层-煤柱的变形主要包括受集中力F压迫的协同挠曲压缩变形和受集中力G作用的重力沉降变形,二者保持内在协调性;巨厚岩层下煤柱整体失稳的工程判据为煤柱煤体平均支承应力p超过其平均极限支承强度Rc（p≥Rc）;评估得到遗留的50 m煤柱具有强冲击危险性,并通过优化开采设计,取得了良好的效果。该研究成果对相似条件煤柱留设及其稳定性分析具有参考意义。